金浮选尾矿提取石英试验研究.pdf

3 6 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第6 期 d o i 1 0 ．3 9 6 9 ／j ．i s s n ．1 6 7 1 - 9 4 9 2 ．2 0 1 5 ．0 6 ．0 0 9 金浮选尾矿提取石英试验研究 王江飞 正元国际矿业有限公司，北京1 0 0 0 2 5 摘要试验对金浮选尾矿进行了矿物学分析，根据结果对含石英7 5 ％、铁矿物3 ％的浮选尾矿进行了提取石英的探索 性试验，经过方案比较确定了浮选尾矿磁选一脱泥一硫酸法浮选的流程，获得品位分别为6 3 ．0 6 ％的铁精矿和9 7 ．5 3 ％的石英 精矿，回收率分别达到4 3 ．4 0 ％和7 0 ．5 4 ％；获得的石英精矿可达到玻璃及陶瓷原料三级品的质量标准，其中A 1 2 0 3 含量为 0 ．9 7 ％，F e 2 0 3 含量为0 ．1 6 ％ T F e0 ．1 l ％ ，该工艺首次实现了非石英矿物回收提纯S i 0 2 ，并在新疆某金矿开始进行半工业 试验，按照处理3 0 万t 的量计算，需投资3 0 0 0 万元，年获利8 4 1 ．9 5 万元，只需不到4 年即可收回成本。 关键词金浮选尾矿；石英；脱泥；磁选 中图分类号T D 9 5 3 ；T D 9 2 6 ．4 1 文献标志码A 文章编号1 6 7 1 - 9 4 9 2 2 0 1 5 0 6 - 0 0 3 6 - 0 5 E x p e r i m e n t a lR e s e a r c ho nE x t r a c t i n gQ u a r t zf r o mG o l dT a i l i n g s W A N GJ i a n g f e i Z h e n g y u a nI n t e r n a t i o n a lM i n i n gI n d u s t r yC o ．，L t d ．，B e i j i n g1 0 0 0 2 5 ，C h i n a A b s t r a c t E x p e r i m e n t a lr e s e a r c ho ne x t r a c t i n gq u a r t zw a sc o n d u c t e du s i n gf l o t a t i o nt a i l i n g sw h i c hc o n t a i n e d q u a r t zo f7 5 ％a n di r o no f3 ％m i n e r a l sb a s e do nt h er e s u l t so ft h em i n e r a l o g i c a la n a l y s i so fg o l df l o t a t i o nr a i l i n g s ． T h ec i r c u i t m a g n e t i cs e p a r a t i o n - d e s l i m i n g s u l f u r i ca c i df l o t a t i o n t os e p a r a t ef l o t a t i o nr a i l i n g sW a sd e t e r m i n e db y s c h e m ec o m p a r i s o n ．T h ei r o nc o n c e n t r a t eg r a d eo f6 3 ．0 6 ％a n dq u a r t zc o n c e n t r a t eg r a d eo f9 7 ．5 3 ％w e r eo b t a i n e d a n dt h er e c o v e r yp e r c e n tW a S4 3 ．4 0 ％a n d7 0 ．5 4 ％．T h eq u a r t zc o n c e n t r a t eo b t a i n e dC a nr e a c hl e v e l3o fq u a l i t y s t a n d a r do fg l a S sa n dc e r a m i c s ，w h i c hc o n t a i n e d0 ．9 7 ％o fA 1 2 0 3a n d0 ．1 6 ％o fF e 2 0 3 T F e0 ．1 1 ％ ．T h i s t e c h n o l o g yc r e a t e dap r e c e d e n tt h a tr e c o v e r e da n dr e f i n e dS i 0 2n o tf r o mt h eq u a r t zm i n e r a la n dt h es e m i i n d u s t r i a l t e s tw a sb e g a nt oc a r r yo u ta ts o m eg o l dm i n ei nX i n j i a n g ．I ft h ef l o t a t i o nt a i l i n g sw e r ep r o c e s s e d3 0 0 ，0 0 0t o n se v e r y y e a r ，3 0m i l l i o ny u a nn e e dt ob ei n v e s t e d ，ap r o f i to f8 ．4 1 9 5m i l l i o ny u a nC a nb ee a r n e d ，a n dt h ec o s tc a nb e r e g a i n e dl e s st h a n4y e a r s ． K e yw o r d s g o l df l o t a t i o nt a i l i n g s ；q u a r t z ；d e s l i m i n g ；m a g n e t i cs e p a r a t i o n 新疆某金矿现有3 0 万t ／a 浮选厂，排人尾矿库 的尾矿经过两天就形成一层约3c m 的扬沙层，对环 境污染非常大，为此专门成立了尾矿综合治理课题 组进行攻关，开展了尾矿再提取金、尾矿制砖、制备 充填材料、提取石英等一系列试验研究引。从经济 和环保角度考虑，试验重点在于如何减少尾矿量，因 此提取石英被作为一个重点研究项目。 1 样品性质 本次试验所用矿样采自车间尾矿排放口，取样 时间3 0d ，9 0 个班次，试样经自然晒干，总样重5 0 k g ，经混匀、缩分获得试验样品。 试验样品x 射线粉晶衍射分析结果见图1 ，表 20 ， o 图1 试验样品的X 射线衍射分析结果 F i g ．1 X - r a yd i f f r a c t i o na n a l y s i sr e s u l t so fs a m p l e 明可供回收利用的矿物主要有石英和少量铁矿物， 投稿日期2 0 1 4 - 0 6 - 1 2修回日期2 0 1 5 - 0 9 1 8 作者简介王江飞 1 9 8 1 ． ，男，陕西户县人。硕士，工程师，主要从事金矿选冶及尾矿综合利用。 1 0 9 8 7 6 5 4 3 2 ● T { 越嘿 万方数据 2 0 1 5 年第6 期王江飞金浮选尾矿提取石英试验研究 3 7 硫 磷 等有害杂质矿物含量极低。经计算，试验原 矿中石英相对含量约为7 5 ％，铁矿物的相对含量约 为3 ％，绢云母及绿泥石等其它矿物相对含量约 表1 m l b l el 为2 2 ％。 试验样品等离子光谱分析结果见表1 ，多元素分 析结果见表2 。 试验样品光谱分析结果 R e s u l t so fs p e c t r a la n a l y s i so fs a m p l e ／％ 1 单位为g ／to 从表l 和表2 中的分析结果可以看出，钾、钠的 含量极低，脉石矿物的组成相对简单，这对石英的分 离提取非常有利。其中硫的含量已很低 仅为 0 ．0 5 ％ ，因此，不考虑单独设置脱硫作业。 试验样品的粒度筛分分析结果表明，样品中 7 4l a l n 粒级的含量为3 0 ．7 6 ％，一7 4p , m 粒级的含 量已达到6 9 ．2 4 ％，其中，一3 8p , m 粒级含量达到了 4 8 ．2 0 ％，说明试验样品的粒度组成很不均匀，存在 较明显的粗、细粒级含量高，中间粒级含量少的现 象。因此，在后续的试验中，除考虑矿物问的解离 外，还应考虑一3 8p i n 细粒级矿泥对浮选的影响。 2 试验室试验 由于试验样品中一7 4l a l n 粒级接近7 0 ％，考虑 到成本因素，试验室试验在先不进行磨矿的前提下， 考察各工艺环节的最佳参数及石英精矿产品质量， 如有必要再进行磨矿细度的试验。 2 ．1 磁选脱铁试验 鉴于原矿中含有一定数量的磁性铁矿物，如不 进行分离，对后续的石英浮选会产生不良影响，为 此，在不同磁场强度下 8 0 、1 7 0 、3 7 0 、5 6 0k A ／m 进行 了磁选试验，获得了铁粗精矿旧J ，试验结果见表3 。 从表3 中的试验结果可以看出，随着磁场强度 的增大，粗精矿产品的全铁品位逐步降低，全铁回收 率提高。当磁场强度增加到1 7 0k A ／m 后，再增大磁 场强度，粗精矿中全铁回收率几乎没有变化，说明原 矿中铁矿物主要以强磁性铁矿物为主。综合考虑磁 场强度以1 7 0k A ／m 为佳。 2 ．2 沉降脱泥试验 由于原矿一3 8p , m 粒级的含量较高，预先脱除 矿泥不仅对降低石英精矿中氧化铝含量有利，而且 还可以减少矿泥对浮选的影响。为此，在磁选后进 行了脱泥试验，试验结果见表4 。 表3磁选脱铁试验结果 T a b l e3R e s u l t so fm a g n e t i cs e p a r a t i o no fi r o n／％ 脱泥条件产物名称产率S i 0 2 品位S i 0 2 回收率 表4 中的结果表明，在不添加任何调整剂的条 件下，随沉降时间延长，脱除矿泥产率逐步降低，在 脱泥前添加3 0 0e ／tN a O H 进行擦洗，其脱泥并无效 果，相反矿泥的产率明显降低。以自然沉降1 ．5m i n 万方数据 3 8 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第6 期 较合适为宜。 2 ．3 浮选分离试验 据文献资料报道，浮选分离石英的工艺通常有 碱法和酸法两大类，其中酸法工艺有氢氟酸法和普 通酸法，由于氢氟酸污染非常大，本次试验不考虑使 用氢氟酸法HJ 。 表5 T a b l e5 2 ．3 ．1 碱法分选工艺试验 根据对样品性质的初步分析，主要杂质矿物为绢 云母和绿泥石等，可采用脂肪酸类捕收剂进行浮选。 试验采用油酸在碱性条件下脱除含铝杂质矿物。试 验采用的流程及条件见图2 ，试验结果见表5 。 碱法浮选试验结果 R e s u i t so ff l o t a t i o no fa l k a l i／％ 铁 图2 碱法浮选试验流程 F i g ．2 F l o w s h e e to ff l o t a t i o no fa l k a l i 表5 中的试验结果表明，虽然精矿二氧化硅品 位达到了9 7 ．0 8 ％，但氧化铝含量仍有1 ．8 3 ％，按T F e 表6 ，I a b l e6 折算的F e O ，含量为0 ．2 4 ％，因此，石英产品中的杂 质含量均未达到可利用的标准要求。进一步增大油 酸用量和延长浮选时间，得到的石英精矿品位未进 一步提高，为9 7 ．4 0 ％，且其中的氧化铝和氧化铁含 量也均未进一步降低，这说明碱法分选方案的选择 性有限。由此可见，采用碱法浮选分离方案不可行。一 2 ．3 ．2 硫酸法分选工艺试验 试验考察了采用十二胺作捕收剂时，不同硫酸 用量对指标的影响，试验结果见表6 。结果表明，随 着硫酸用量的降低，石英精矿的产率逐步降低且 S i O 品位也逐步降低，这说明保证一定的矿浆酸度 对浮选是非常重要的，只有保证酸度才能保证良好 的选择性。当硫酸用量为2 ．0k g ／t 时，指标最好。 硫酸法浮选试验结果 R e s u l t so ff l o t a t i o no fH 2S 0 4／％ 在磁场强度为1 7 0k A ／m ，自然沉降1 ．5 分钟脱 泥后，硫酸用量为2 ．0k g ／t ，浮选时间为3 3 2 2 m i n 的条件下，考察了不同捕收剂对浮选指标的影 响，试验结果见表7 。 分别采用单一十二胺和十二胺与石油磺酸钠组 合作捕收剂，其分选指标存在明显的差异，其中两种 条件下铁粗精矿和中矿的产率分别为6 ．2 7 ％、 1 5 ．6 6 ％，6 ．4 3 ％、2 0 ．0 8 ％。采用十二胺与石油磺酸 钠组合捕收剂时，不仅石英精矿的品位没有达标，而 且精矿中氧化铝和氧化铁的含量均分别超过了1 ％ 和0 ．2 ％。由此可见，在使用硫酸的条件下，捕收剂 以十二胺为最佳。 万方数据 表7硫酸法捕收剂试验结果． 1 址l e7T h er e s u l t so fc o l l e c t i n ga g e n to fH ； S 0 4 ／％ 试验条件产物 。 品位 回收率 ／ g ．t 一1 名称 ’ 他0 3s i 0 2低A 1 2 0 3S i 0 2 ’肌 十二胺4 0 2 0 3 精矿 7 8 ．0 71 ．0 89 7 ．4 10 ．1 0 51 8 ．2 1 8 4 ．3 25 ．2 2 十二胺2 0 1 0 3 ，石油磺酸钠2 0 1 0 3 精矿 7 3 ．4 91 ．5 99 5 ．9 60 ．1 5 62 5 ．2 4 7 8 ．1 97 ．3 0 2 ．3 ．3 硫酸法捕收剂用量及浮选时间试验 为进一步降低石英精矿中的氧化铝和氧化铁含 量，考察了捕收剂用量及浮选时间对石英浮选指标 的影响，试验结果见表8 。 的逐步增加，石英精矿的S i O 品位逐步增加到 9 7 ．8 7 ％，其中氧化铝和氧化铁含量则逐步降低至 0 ．9 6 ％和0 ．1 3 ％，此时，石英精矿中二氧化硅的回收 率达到7 0 ．4 7 ％，证明硫酸法工艺也是可行的。 从表8 可以看出，随着十二胺用量和浮选时间 表8硫酸法捕收剂用量及浮选时间试验结果 T a b l e8R e s u l t so fC o l l e c t i n ga g e n td o s a g ea n df l o t a t i o nt i m eo fH 2 S 0 4 ／％ 2 ．3 ．4 推荐方案的全流程试验 上述试验结果表明，可行的回收方案为硫酸法。 为进一步确定铁矿物的综合回收，对磁选得到的铁 粗精矿进行了精选试验【5J ，试验流程见图3 ，试验结 果见表9 。 原矿 铁 图3 铁粗精矿再选试验流程 F i g ．3 F l o w s h e e to f 姒曲i r o nc o n c e n t r a t eo fr e - e l e c t i o n 铁粗精矿经过两次精选后，铁精矿品位达到 6 3 ．0 6 ％，达到了铁精矿销售品位的要求。 确定了磁选流程结构后，进行硫酸方案的全流 程开路试验，试验流程及条件分别见图4 ，试验结果 见表1 0 。 表9铁粗精矿再选试验结果 T a b l e9R e s u l t so fr o a g hi r o nc o n c e n t r a t eo fr e - e l e c t i o n f ％ 铁 原矿 图4 硫酸法开路试验流程 F i g ．4 F l o w s h e e to fo p e nc i r c u i to fH 2S 0 4 万方数据 4 0 有色金属 选矿部分2 0 1 5 年第6 期 T 表a b l o l e1 0 R e s u l 硫t s 酸o f 盖o p 开e n 路c i 试r c u 验i t 结o f 果H S O 。 ／％ 3 经济分析 ，d％”⋯’1 ⋯’ 从表l O 中的试验结果可以看出，石英精矿S i O 品位达到了9 7 ．5 3 ％，其中A 1 O ，含量为0 ．9 7 ％， F e 2 0 3 含量为0 ．1 6 ％ 仉0 ．1 l ％ ，达到了玻璃原 料三级品的要求，其粒度分析如表1 1 所示。 表1 1石英精矿的粒度分析结果 T a b l e1 1R e s u l t so fp a r t i c l es i z eo fq u a r t zc o n c e n t r a 由表1 1 的粒度分析结果可以看出，浮选所得的 石英精矿中大于1 5 0I z m 粒级只占石英精矿的 5 ．1 6 ％ 占原矿的3 ．3 7 ％ ，小于7 4p L m 粒级占了 5 5 ．7 6 ％，可见，经分选后的石英精矿粒度虽比入选 原矿粒度要粗 原矿细度为一7 4I x m6 9 ．2 4 ％ ，但粒 度总体仍偏细。 为了分析石英精矿中所含的杂质，对得到的石 英产品进行了x 射线衍射分析，结果如图5 所示。 图5 石英精矿X 衍射结果 F i g ．5 R e s u l t so fX r a yo fQ u a r t zc o n c e n t r a t e 对比图5 和图l 中的结果可知，石英产品中的 云母和绿泥石等矿物得到了较为彻底的脱除。在图 5 中的衍射结果中已没有出现云母和绿泥石的衍射 峰，进一步说明试验得到的石英砂精矿的纯度和品 质均较高。 经过对试验中得到的两个中矿产物进行分析， 由于其中有用矿物的含量较少，无回收价值，无需再 进行闭路试验，可直接作为尾矿排入尾矿库或者做 其它用途。 目前该工艺在新疆某金矿已经进入半工业试验 阶段，选别含石英7 5 ％、铁矿物3 ％的浮选尾矿，可获 得品位分别为6 3 ．0 ％的铁精矿和9 7 ．5 3 ％的石英精 矿，回收率分别达到4 3 ．4 ％和7 0 ．5 4 ％。品位为6 3 ％ 的铁精矿价格为5 8 0 r r _ ／t ，石英砂价格按照1 2 0 元／t ， 年处理量按3 0 万t ／a 规模计算，年新增利润8 4 1 ．9 5 万元，需投资3 0 0 0 万元，3 ．5 6 年即可收回成本。 4 结论 1 浮选尾矿中的矿物组成相对较为简单，主要 杂质矿物是云母和绿泥石，以及少量的磁铁矿等。 2 浮选尾矿的细度已达到一7 4 岬占6 9 ．2 4 ％。 试验结果说明，石英在此细度条件下，与其它杂质矿 物问已实现了良好解离，不需要进一步磨矿，有利于 降低生产成本。 3 浮选尾矿中的磁性铁矿物可采用弱磁选的方 法进行回收。经粗选 H 1 7 0k A ／m 、精选I H 8 0k A ／m 和精选Ⅱ H 5 0k A ／m ，可得到产率大 于l ％，T F e 品位大于6 3 ．0 6 ％的合格铁精矿副产品。 4 酸法浮选方案是适合从该浮选尾矿中浮选回收 石英的工艺技术方案，硫酸方案具有对环境污染小，生 产成本低的优势，为本次试验推荐的最佳工艺方案。 5 硫酸方案的技术参数为硫酸2 ．0k g ／t ，十二 胺2 0 0g ／t 分段添加 ，浮选时间1 8m i n 。石英精矿 S i O 品位达到了9 7 ．5 3 ％，其中灿2 0 3 含量为 0 ．9 7 ％，F e 2 0 3 含量为0 ．1 6 ％ T F e0 ．1 1 ％ ，达到了 指标要求。 6 试验推荐的硫酸法工艺回收尾矿中的石英砂， 不仅技术可行，而且经济合理，在石英砂全粒级有销 路的前提下，按3 0 万t ／a 规模计算，需投资约3 0 0 0 万 元，年获得利润8 4 1 ．9 5 万元，3 ．5 6 年即可收回成本。 参考文献 [ 1 ] 印万忠，李丽匣．尾矿的综合利用和尾矿库的管理[ M ] ． 北京冶金工业出版社，2 0 0 9 2 7 - 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